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编辑：中冶有色技术网
来源：沈阳有色冶金设计研究院有限公司
权利要求
1.含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法，其特征在于，包括如下步骤： 1)含氧化铜、钴矿石的浸出： 101)破碎、磨矿、分级：将含氧化铜、钴矿石进行破碎、磨矿，得到一定细度的矿浆； 102)脱水至矿浆达到一定浓度； 103)搅拌浸出：将矿浆先进行酸化稀释，然后泵入到多个串联的、加有浓硫酸和还原剂的搅拌浸出槽中进行常温搅拌-浸出一定时间； 104)固液分离：浸出的矿浆通过浓缩机进行固液分离，溢流的高铜料液自流到高铜料液池澄清，然后泵入到萃取车间；浓缩机的底流由渣浆泵送入洗涤浓缩机，进行多级串联逆流洗涤，每级的洗涤液均返给上一级，最后一级返给液固分离前的矿浆，最后的洗涤浓缩机的底流送入1#环保渣库，1#环保渣库的液体返回至步骤102)脱水后的矿浆中； 2)浮选尾渣的浸出： 201)筛分、制浆：筛分后向浮选尾渣中加入二级高铜萃余液制浆； 202)搅拌浸出：将浮选尾渣矿浆泵入到多个串联的、补加浓硫酸的搅拌浸出槽进行搅拌浸出； 203)液固分离：浸出的浮选尾渣矿浆通过浓缩机进行固液分离，溢流的低铜料液送入到低铜料液池澄清，然后泵入到萃取车间；浓缩机的底流由渣浆泵送入2#环保渣库，2#环保渣库的回液送入浓缩机混合调酸后溢流至低铜料液池； 3)萃取、反萃： 301)高铜萃取：高铜料液进入到萃取车间后，先进行一级高铜萃取，得到一级高铜萃余液，一级高铜萃余液进行二级高铜萃取，得到二级高铜萃余液； 302)低铜萃取：低铜料液进入到萃取车间后，先进行一级低铜萃取，得到一级低铜萃余液，一级低铜萃余液进行二级低铜萃取，得到二级低铜萃余液；二级低铜萃取得到的负载有机相返回至一级低铜萃取过程，一级低铜萃取得到的负载有机相自流至二级高铜萃取过程； 303)反萃：两级低铜萃取及两级高铜萃取串联得到的负载有机相汇合，采用电贫液进行反萃，得到含铜电富液及再生有机相； 4)电积：来自反萃的电富液进行电积，生成阴极铜和电贫液，电贫液返回到反萃步骤； 5)沉钴：先将二级低铜萃余液除杂，然后进行沉钴，得到粗制氢氧化钴产品和处理后液体。2.根据权利要求1所述的含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法，其特征在于，步骤101)中，含氧化铜、钴矿石破碎的块度为0-250mm，磨矿的细度为小于200目的含量占70％； 步骤102)中，脱水至矿浆浓度达到65％； 步骤103)中，搅拌浸出槽的数量为4个，常温搅拌-浸出的时间为4h，pH控制在1.5-2.0。 3.根据权利要求1所述的含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法，其特征在于，步骤202)中，搅拌浸出槽的个数为3个，搅拌浸出的时间为1h，pH控制在1.8-2.0。 4.根据权利要求1所述的含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法，其特征在于，步骤301)和步骤302)中，萃取剂为5540，稀释剂为260#溶剂油，萃取过程的有机相为75％的溶剂油和25％的萃取剂混合。 5.根据权利要求1所述的含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法，其特征在于，所述步骤4)中，电积采用不溶阳极和不锈钢永久阴极进行作业，电积槽内的供液方式，采用下进上出的循环方式，电流密度为230-300A/m 2，槽电压为1.8～2.2V，阴极周期为6d；电积后的电贫液成为反萃过程的反萃前液。 6.根据权利要求1所述的含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法，其特征在于，步骤5)中，沉钴过程包括先加石灰乳除铁，然后加氧化镁沉钴，然后再加石灰乳除镁；得到的粗制氢氧化钴需要进行闪蒸干燥。 7.根据权利要求1所述的含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法，其特征在于，设有回水池，步骤102)脱水过程溢流的水进入到回水池，回水池连接新水管，且步骤101)磨矿、分级所需要的水均来自回水池，步骤5)中的处理后液体，分别返回到回水池、步骤104)的逆流洗涤过程、逆流洗涤的底流进入到1#环保渣库的过程、步骤203)液固分离中底流进入到2#环保渣库的过程。 8.根据权利要求1所述的含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法，其特征在于，在步骤104)的液固分离过程以及逆流洗涤过程中，均加入絮凝剂。
说明书
含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法
技术领域
本发明涉及矿石湿法冶炼技术领域，特别提供了一种含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法。
背景技术
目前，对于含氧化铜钴的浮选尾渣和矿石多采用单独或混合浸出处理，浸出料液根据液固分离原液及洗涤液含铜量不同分成高、低铜料液，高、低铜料液通过分别萃取获得高、低铜萃余液，高铜萃余液返回浸出或液固分离及洗涤系统使用，低铜萃余液送至沉钴车间除杂提钴。含铜高、低耗酸的浮选尾渣可单独搅拌浸出处理，耗酸偏高的单独处理增加成本，不适宜开采。
现在主流行的工艺流程在实际生产过程中，酸性水循环使用，低铜料液含铜、酸较高，经萃取铜释放酸后，萃余液中含铜0.2-0.5g/l、含酸14-20g/l，该萃余液送至沉钴车间生产粗制氢氧化钴，由于含铜高需增加除铜工序，含酸高需加大中和除铁工序钙盐的使用量，进而增加钴的夹带损失。
发明内容
为了解决上述技术问题，本发明提供了一种含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法。
本发明是这样实现的，提供一种含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法，包括如下步骤：
1)含氧化铜、钴矿石的浸出：
101)破碎、磨矿、分级：将含氧化铜、钴矿石进行破碎、磨矿，得到一定细度的矿浆；
102)脱水至矿浆达到一定浓度；
103)搅拌浸出：将矿浆先进行酸化稀释，然后泵入到多个串联的、加有浓硫酸和还原剂的搅拌浸出槽中进行常温搅拌-浸出一定时间；
104)固液分离：浸出的矿浆通过浓缩机进行固液分离，溢流的高铜料液自流到高铜料液池澄清，然后泵入到萃取车间；浓缩机的底流由渣浆泵送入洗涤浓缩机，进行多级串联逆流洗涤，每级的洗涤液均返给上一级，最后一级返给液固分离前的矿浆，最后的洗涤浓缩机的底流送入1#环保渣库，1#环保渣库的液体返回至步骤102)脱水后的矿浆中；
2)浮选尾渣的浸出：
201)筛分、制浆：筛分后向浮选尾渣中加入二级高铜萃余液制浆；
202)搅拌浸出：将浮选尾渣矿浆泵入到多个串联的、补加浓硫酸的搅拌浸出槽进行搅拌浸出；
203)液固分离：浸出的浮选尾渣矿浆通过浓缩机进行固液分离，溢流的低铜料液送入到低铜料液池澄清，然后泵入到萃取车间；浓缩机的底流由渣浆泵送入2#环保渣库，2#环保渣库的回液送入浓缩机混合调酸后溢流至低铜料液池；
3)萃取、反萃：
301)高铜萃取：高铜料液进入到萃取车间后，先进行一级高铜萃取，得到一级高铜萃余液，一级高铜萃余液进行二级高铜萃取，得到二级高铜萃余液；
302)低铜萃取：低铜料液进入到萃取车间后，先进行一级低铜萃取，得到一级低铜萃余液，一级低铜萃余液进行二级低铜萃取，得到二级低铜萃余液；二级低铜萃取得到的负载有机相返回至一级低铜萃取过程，一级低铜萃取得到的负载有机相自流至二级高铜萃取过程；
303)反萃：两级低铜萃取及两级高铜萃取串联得到的负载有机相汇合，采用电贫液进行反萃，得到含铜电富液及再生有机相；
4)电积：来自反萃的电富液进行电积，生成阴极铜和电贫液，电贫液返回到反萃步骤；
5)沉钴：先将二级低铜萃余液除杂，然后进行沉钴，得到粗制氢氧化钴产品和处理后液体。
优选的，步骤101)中，含氧化铜、钴矿石破碎的块度为0-250mm，磨矿的细度为小于200目的含量占70％；
步骤102)中，脱水至矿浆浓度达到65％；
步骤103)中，搅拌浸出槽的数量为4个，常温搅拌-浸出的时间为4h，pH控制在1.5-2.0。
进一步优选，步骤202)中，搅拌浸出槽的个数为3个，搅拌浸出的时间为1h，pH控制在1.8-2.0。
进一步优选，步骤301)和步骤302)中，萃取剂为5540，稀释剂为260#溶剂油，萃取过程的有机相为75％的溶剂油和25％的萃取剂混合。
进一步优选，所述步骤4)中，电积采用不溶阳极和不锈钢永久阴极进行作业，电积槽内的供液方式，采用下进上出的循环方式，电流密度为230-300A/m 2，槽电压为1.8～2.2V，阴极周期为6d；电积后的电贫液成为反萃过程的反萃前液。
进一步优选，步骤5)中，沉钴过程包括先加石灰乳除铁，然后加氧化镁沉钴，然后再加石灰乳除镁；得到的粗制氢氧化钴需要进行闪蒸干燥。
进一步优选，设有回水池，步骤102)脱水过程溢流的水进入到回水池，回水池连接新水管，且步骤101)磨矿、分级所需要的水均来自回水池，步骤5)中的处理后液体，分别返回到回水池、步骤104)的逆流洗涤过程、逆流洗涤的底流进入到1#环保渣库的过程、步骤203)液固分离中底流进入到2#环保渣库的过程。
进一步优选，在步骤104)的液固分离过程以及逆流洗涤过程中，均加入絮凝剂。
与现有技术相比，本发明的优点在于：
1、通过制定合理的工艺流程，既可以回收高耗酸浮选尾渣有价金属，有效利用残酸，亦可降低沉钴工序生产成本；
2、抑制湿法冶炼系统水膨胀；
3、工艺流程删繁就简，相对灵活。
附图说明
下面结合附图及实施方式对本发明作进一步详细的说明：
图1为本方法流程示意图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，下面结合附图及实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用于解释本发明，并不用于限定本发明。
参考图1，本发明提供一种含氧化铜、钴的浮选尾渣与矿石联合处理湿法冶炼的方法，包括如下步骤：
1)含氧化铜、钴矿石的浸出：
101)破碎、磨矿、分级：将含氧化铜、钴矿石进行破碎、磨矿，得到一定细度的矿浆；含氧化铜、钴矿石破碎的块度为0-250mm，磨矿的细度为小于200目的含量占70％；
在本步骤中，主矿床矿石采用一段开路破碎，预先筛分的工艺流程，破碎过程为粗碎+半自磨+球磨。
102)脱水至矿浆浓度达到65％；在进入搅拌浸出之前的物料，为减少液体膨胀，最大可能循环使用酸性水，对旋流器溢流采用一段深锥高效浓缩机脱水；
103)搅拌浸出：将矿浆先进行酸化稀释，矿浆浓度调至25％后，泵入到4个串联的、加有浓硫酸和还原剂的搅拌浸出槽中进行常温搅拌-浸出4h，pH控制在1.5-2.0；还原剂选择焦亚硫酸钠；
104)固液分离：浸出的矿浆通过浓缩机进行固液分离，溢流的高铜料液自流到高铜料液池澄清，然后泵入到萃取车间；浓缩机的底流由渣浆泵送入洗涤浓缩机，进行多级串联逆流洗涤，每级的洗涤液均返给上一级，最后一级返给液固分离前的矿浆，最后的洗涤浓缩机的底流送入1#环保渣库，1#环保渣库的液体返回至步骤102)脱水后的矿浆中；
2)浮选尾渣的浸出：
201)筛分、制浆：筛分后向浮选尾渣中加入二级高铜萃余液制浆；
202)搅拌浸出：将浮选尾渣矿浆泵入到3个串联的、补加浓硫酸的搅拌浸出槽进行搅拌浸出；搅拌浸出的时间为1h，pH控制在1.8-2.0。
203)液固分离：浸出的浮选尾渣矿浆通过浓缩机进行固液分离，溢流的低铜料液送入到低铜料液池澄清，然后泵入到萃取车间；浓缩机的底流由渣浆泵送入2#环保渣库，2#环保渣库的回液送入浓缩机混合调酸后溢流至低铜料液池；
3)萃取、反萃：
301)高铜萃取：高铜料液进入到萃取车间后，先进行一级高铜萃取，得到一级高铜萃余液，一级高铜萃余液进行二级高铜萃取，得到二级高铜萃余液；
302)低铜萃取：低铜料液进入到萃取车间后，先进行一级低铜萃取，得到一级低铜萃余液，一级低铜萃余液进行二级低铜萃取，得到二级低铜萃余液；二级低铜萃取得到的负载有机相返回至一级低铜萃取过程，一级低铜萃取得到的负载有机相自流至二级高铜萃取过程；
步骤301)和步骤302)中，萃取剂为5540，稀释剂为260#溶剂油，萃取过程的有机相为75％的溶剂油和25％的萃取剂混合。
303)反萃：两级低铜萃取及两级高铜萃取串联得到的负载有机相汇合，采用电贫液进行反萃，得到含铜电富液及再生有机相；
4)电积：来自反萃的电富液进行电积，生成阴极铜和电贫液，电贫液返回到反萃步骤；
电积采用不溶阳极和不锈钢永久阴极进行作业，电积槽内的供液方式，采用下进上出的循环方式，电流密度为230-300A/m 2，槽电压为1.8～2.2V，阴极周期为6d；电积后的电贫液成为反萃过程的反萃前液。
5)沉钴：先将二级低铜萃余液除杂，然后进行沉钴，得到粗制氢氧化钴产品和处理后液体。
沉钴过程包括先加石灰乳除铁，然后加氧化镁沉钴，然后再加石灰乳除镁；得到的粗制氢氧化钴需要进行闪蒸干燥。
为了实现液体的循环，作为技术方案的改进，步骤102)脱水过程溢流的水进入到回水池，回水池连接新水管，且步骤101)磨矿、分级所需要的水均来自回水池，步骤5)中的处理后液体，分别返回到回水池、步骤104)的逆流洗涤过程、逆流洗涤的底流进入到1#环保渣库的过程、步骤203)液固分离中底流进入到2#环保渣库的过程。
进一步优选，在步骤104)的液固分离过程以及逆流洗涤过程中，均加入絮凝剂。来加快矿石沉降，缩短分离时间。
本发明通过合理制定工艺流程，利用高铜萃余液中有价金属、游离酸等处理耗酸浮选尾渣，富集铜钴金属浓度，Cu 2+浓度2-4g/l，Co 2+浓度～2g/l，降低溶液中酸含量，搅拌终点pH1.5-2，料液pH2-3。低铜料液经萃取，Cu 2+浓度≤0.08g/l，Co 2+浓度～2g/l，含酸≤10g/l，送沉钴车间生产粗制氢氧化钴。
采用联合方法处理浮选尾渣较单独处理，按2022年5月金属及材料价格，吨铜成本可减少10000-15000元，吨钴成本缩减20000-30000元成本，甚至单独处理尾渣不可行。
上面结合附图对本发明的实施方式做了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。
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2024年11月22日 ~ 24日 
